汪占領,井慶賀,石 蒙,張洪清,張旭光,李壽君
(1.天地科技股份有限公司開采設計事業部,北京 100013;2.中煤科工開采研究院有限公司,北京 100013;3.扎賚諾爾煤業有限責任公司,內蒙古 滿洲里 021410)
隨著采掘技術和設備制造水平提升,特厚煤層的開采方法也由原來的分層開采、綜采放頂煤開采向大采高綜采轉變,由于采高增大,回采巷道多為托頂煤巷道,且受設備尺寸制約,巷道斷面增大,受采動影響后巷道變形嚴重,影響礦井的正常生產。國內已經有不少學者關注到此類問題并展開研究,部分學者[1-6]在理論研究、數值模擬和現場實踐的基礎上提出了高預應力支護理念,并在多個礦區成功應用,取得了很好的支護效果;張日林等[7]針對王莊煤礦7105運輸巷大斷面托頂煤巷道采用數值模擬等手段進行了支護參數優化研究,得出了合理的支護參數,并采用井下監測的方式對支護效果進行了驗證;白蘭永[8]利用RFPA2D分析軟件模擬某煤礦1192工作面層狀巖體的變形、破壞過程,給出了托頂煤巷道的支護方案。綜上分析可以看出,對托頂煤巷道錨桿與錨索聯合支護的研究主要通過錨桿與錨索聯合支護或超前支護對圍巖變形的控制作用進行研究,關于錨桿與錨索及配套構件對托頂煤巷道圍巖受力狀態改變的研究相對較少。
扎賚諾爾礦區靈東煤礦Ⅱ3煤層厚度約25 m,計劃采用分層大采高開采,因頂煤較厚,錨桿和錨索不能錨固在較深的穩定巖層,采用傳統的巷道支護技術不能有效控制巷道大變形,本文針對扎賚諾爾礦區靈東煤礦Ⅱ3煤層分層大采高綜采首采面大斷面托頂煤巷道開展高預應力支護機理及應用研究。
靈東煤礦Ⅱ3煤層分布于扎賚諾爾礦區全區,屬全區可采煤層,試驗巷道附近煤層埋深480 m左右。 煤層厚度25.95 m。煤層頂板分別為厚度0.5 m的泥巖、厚度1.5 m的粉砂質泥巖(打鉆困難,有淋水)和厚度7.6 m的粉砂巖;煤層底板為厚度0.5 m的炭質泥巖和厚度0.8 m的泥巖(圖1)。煤體強度集中在12~15 MPa之間。 按礦井Ⅱ3煤層開采方案,Ⅱ3煤層分兩層開采,其中上分層工作面采高5.5 m,為了避免錨索孔伸入頂板泥巖及鉆孔出水,回采巷道頂板留厚度4 m的頂煤,位置關系如圖2所示。
首采工作面回風順槽斷面為矩形,寬度5.4 m,高度4.2 m;順槽掘進時留有厚度4 m的頂煤。 巷道圍巖地質力學測試結果顯示,礦井地應力場類型為σHVh型,即σH>σV>σh。 其中,σH=10.52 MPa,σV=7.8 MPa,σh=5.46 MPa。從地應力量值上看,巷道圍巖處于中等偏低應力場,最大水平主應力方向為N56.1°E方向,與巷道軸向夾角在45°左右。

圖1 試驗巷道附近鉆孔柱狀(部分)

圖2 上分層大采高工作面位置關系剖面圖

圖3 巷幫煤體強度曲線

圖4 頂板煤巖強度曲線
為了詳細了解Ⅱ3煤層不同層位強度分布特征,采用鉆孔觸探法進行了原位強度測試(圖3和圖4),并采集試樣在實驗室進行力學性質測試(表1)。從測試結果來看,原位測試結果與實驗室測試結果一致性較好,幫部煤體強度在12.89~16.57 MPa之間,平均為14.64 MPa,頂煤強度在13.79~17.86 MPa之間,平均為15.47 MPa,煤體強度總體不高,淺部煤體強度下降明顯。

表1 Ⅱ3煤層試樣力學性質測試結果
為全面分析錨桿護表構件對托頂煤巷道控制效果的影響,本文采用FLAC3D軟件模擬分析相同預緊力下不同護表構件支護巷道圍巖應力分布特征,本次模擬不考慮原巖應力。 模型采用莫爾-庫侖本構模型,根據實驗室測試結果,頂煤物理力學參數為密度1 500 kg/m3,黏聚力2.14 MPa,內摩擦角37.4°,其他參數見表1。
按兩個方案進行模擬(表2),模擬方案中錨桿預緊力均為50 kN,錨索預緊力均為150 kN,錨桿托板尺寸為150 mm×150 mm×10 mm和250 mm×250 mm×10 mm兩種,錨索托板尺寸為300 mm×300 mm×14 mm。

表2 模擬方案

圖5 不同護表構件下頂煤應力分布
不同護表構件下頂煤表面應力分布如圖5所示。錨桿托板為150 mm×150 mm×10 mm時,在頂煤表面形成的壓應力區彼此獨立,相互不連接,錨索形成的壓應力區與附近錨桿形成的壓應力區能產生一定的疊加效應,但無法擴散到整個頂部煤體范圍。錨桿托板變為250 mm×250 mm×10 mm時,各錨桿所形成的壓應力區呈方圓形分布,且往四周方向上明顯擴大,彼此產生連接,與錨索形成的壓應力區產生一定的疊加效應。總體來看,通過增加面積較大的護表構件可有效增大預應力在頂煤中的擴散范圍,降低了錨桿之間頂煤拉伸破壞的可能性,頂煤的穩定性和受力狀態明顯改善。
針對巷道為托頂煤巷道,頂煤強度偏低的圍巖特點,采用提高預應力和增大護表構件的思路進行支護,并進行了效果檢驗。
靈東煤礦Ⅱ3煤層首采面回風順槽為矩形斷面,掘寬5.4 m,掘高4.2 m。 順槽掘進時留有厚度4 m的頂煤。 根據地質條件,結合模擬分析結果,確定支護方案為:錨桿采用Φ20 mm×2 400 mm的左旋細牙全螺紋錨桿,桿體屈服強度500 MPa,頂板錨桿間排距均為1 000 mm,幫錨桿間距900 mm,排距1 000 mm,樹脂加長錨固,預緊扭矩不低于400 N·m,錨桿托板規格為250 mm×250 mm×10 mm,拱高不低于34 mm,配調心球墊和減阻尼龍墊圈。頂板網片采用鋼筋網,兩幫采用菱形金屬網。錨索規格為Φ17.8 mm×4 300 mm,間排距均為2 000 mm,錨索托板為300 mm×300 mm×14 mm拱型托板,錨索預緊力達到150 kN。具體支護參數見圖6。

圖6 靈東煤礦Ⅱ3煤層首采面回風順槽支護布置圖
從井下監測數據來看,支護效果改善非常明顯,原粗牙全螺紋錨桿400 N·m扭矩轉化為預緊力只有22.70 kN,采用細牙全螺紋錨桿同樣扭矩下預緊力可增加1倍左右,達到45.90 kN,錨桿的主動支護作用明顯增大;從表面位移變化趨勢來看(圖7),兩幫移近量在100 mm左右,頂板下沉量在70 mm左右,巷道圍巖變形降低幅度非常顯著。從窺視結果看(圖8),頂煤錨桿索錨固范圍內0~0.6 m淺部煤體裂隙較發育,深部煤體完整,說明較大的護表構件把施加的預緊力有效的傳遞到了頂板煤體中,使頂板煤體保持完整。

表3 不同錨桿扭矩轉化對比

圖7 巷道表面位移變化曲線

圖8 試驗段頂煤錨固范圍窺視結果
1) 靈東煤礦Ⅱ3煤層首采工作面托頂煤巷道,頂煤強度偏低,自穩性差,托頂煤支護難度很大。
2) 通過增加面積較大的護表構件可有效增大預應力在頂煤中的擴散范圍,降低了錨桿之間頂煤拉伸破壞的可能性,頂煤的穩定性和受力狀態明顯改善。
3) 井下試驗表明,采用細牙全螺紋錨桿同樣扭矩下預緊力可增加1倍左右,配合250 mm×250 mm×10 mm的大托板,對軟弱圍巖的托頂煤巷道有非常好的控制作用,巷道圍巖變形降低幅度非常顯著,巷道支護狀況明顯改善。